俄罗斯某富砷锑矿石浮选试验

俄罗斯某富砷锑矿锑品位为8.78%、砷含量为1.40%。锑主要以辉锑矿的形式存在,砷主要以毒砂的形式存在,毒砂嵌布粒度微细,少量辉锑矿存在于毒砂裂缝中,增加了辉锑矿分选的难度。为给该矿石选矿工艺提供依据,对其进行了浮选流程试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下,以硝酸铅为锑活化剂、腐植酸钠为砷抑制剂、丁黄药为捕收剂,经1粗3精1扫闭路流程浮选,得到的锑精矿锑品位为59.22%、回收率为84.58%、砷含量为0.73%。试验结果可以为该矿石选矿工艺流程的确定提供依据。     

新疆某含砷高硫微细粒锑矿浮选试验研究

新疆某辉锑矿石锑含量为2.43%，锑主要以细粒、微细粒嵌布存在于毒砂、黄铁矿、磁黄铁矿裂缝中，脉石矿物主要为石英、钙镁矿物及少量铝硅酸盐。为给该矿石开发利用提供依据，进行了选矿工艺试验。结果显示：在磨矿细度为-0.074 mm占90%条件下，硫酸调pH值为6.5，以组合抑制剂TS-1作硫砷矿物抑制剂、硝酸铅为锑活化剂、乙硫氮+丁胺黑药为捕收剂，经1粗2精3扫闭路流程浮选，获得了锑品位为49.95%、回收率为95.47%的锑精矿。试验结果可以为该矿石的合理开发提供参考。     

贵州榕江县某锑矿石选矿试验研究

贵州榕江县干河沟硫化锑矿中矿物类型较为单一,以锑为主要回收对象,矿石中的锑主要以锑硫化物辉锑矿形式存在,占总物相的77.82%,另外还有少量的锑氧化物(14.9%)和锑酸盐(7.28%)形式存在。针对该硫化锑矿矿石的特性,进行了详细的条件试验,确定磨矿细度为-0.074 mm 88.13%时,采用"一粗一精"浮选工艺流程,获得锑精矿品位45.02%、锑回收率87.16%,有害元素铅含量0.023%,砷含量0.05%,选矿效果良好,质量达到硫化锑粉精矿二级品的标准。研究结果表明该锑矿石可选性良好,推荐工艺流程简单,得到的锑精矿质量较好,回收率较高,有害杂质含量低,选矿成本较低,具有较高的经济价值。     

赤峰某低品位铜钼矿选矿试验

赤峰某大型斑岩型低品位铜钼矿床,铜钼矿物主要以硫化物形式存在,且嵌布关系密切、嵌布粒度微细。为高效开发利用该贫矿资源,对矿石进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,铜钼混浮适宜的磨矿细度为-0.074 mm占70%,铜钼分离适宜的磨矿细度为-0.043 mm占80%;采用1粗2精1扫、中矿顺序返回闭路流程混浮铜钼,1粗5精2扫、中矿顺序返回闭路流程分离铜钼,最终获得了铜品位为17.51%、铜回收率为81.25%的铜精矿,以及钼品位为42.41%、钼回收率为88.35%的钼精矿。     

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿金锑混浮试验

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿石为块状构造,金属矿物主要为黄铁矿、针铁矿,含量小于1%,非金属矿物以方解石为主,另有少量石英、有机质等;金含量为6.04 g/t,显微镜下未见自然金粒,74.34%的金赋存在硫化矿中,游离金仅占总金的7.14%;硅酸盐、碳酸盐包裹金分别占11.96%和6.56%;锑主要以辉锑矿的形式存在。为高效、低成本回收矿石中的金、锑,对混合浮选工艺进行了试验研究。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占71%的情况下1粗2扫混浮、尾矿再磨细度为-0.074 mm占92.7%的情况下再1粗2扫混浮、两粗精矿合并后3次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为47.60 g/t、锑品位为9.81%、金回收率为76.68%、锑回收率为85.22%的金锑混合精矿,金锑混浮效果较理想。尾矿中金的回收及金锑分离工艺研究将另文介绍。     

陕西某难选钼矿石选矿试验

陕西某难选钼矿石钼品位为0.099%,钼主要以辉钼矿形式存在。矿石辉钼矿嵌布粒度细,且与滑石等易浮层状硅酸盐矿物嵌布密切。为给该矿石开发利用提供依据,进行了三阶段磨矿-阶段浮选试验研究。结果表明：在一段磨矿细度为-0.074mm占70%、二段磨矿细度为-0.038 mm占84%、三段磨矿细度为-0.038 mm占95%条件下,以水玻璃+石灰+BK510为抑制剂、煤油+柴油为捕收剂、BK340为辅助捕收剂、2号油为起泡剂,进行浮选,获得了钼品位为47.56%、回收率为86.78%的钼精矿。试验结果可以为该矿石开发利用提供技术依据。     

尼日利亚某氧化铜矿石选矿试验

尼日利亚某铜矿石属于铜品位高、氧化程度深、含泥量大、铜矿物组成复杂且嵌布粒度粗细不均的难选氧化铜矿石。为确定矿石的合理开发利用工艺,分别进行了硫化浮选工艺和硫酸酸浸工艺研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗4精3扫浮选流程处理,可获得铜品位为20.23%、铜回收率为74.35%的铜精矿;矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%、硫酸浓度为74 g/L、矿浆浓度为33%、浸出时间为2 h、搅拌速度为300 r/min的情况下,铜浸出率可达77.22%。从节能、增效角度考虑,酸浸工艺相对更适合该矿石的处理,在磨矿细度-0.074 mm含量从90%降至55%的情况下,铜浸出率高出浮选工艺铜回收率2.87个百分点。     

河北某磁铁矿石的工艺矿物学特征及其可选性研究

为了了解河北某磁铁矿石的性质,进行了工艺矿物学研究和可选性探索试验。结果表明,矿石为碱性磁铁矿石,铁品位为43.90%,磁性铁占91.25%,金属矿物主要为磁铁矿,以他形、半自形结构为主,粒度以0.2～2 mm为主,0.02～0.2 mm和+2 mm少量,-0.02 mm很少;矿石在磨矿细度为-0.074 mm54.0%时,精矿品位为65.97%、回收率为91.50%;磨矿细度在-0.074 mm63.0%时,精矿品位为67.07%、回收率为92.23%,矿石的可选性较好。     

高硅鲕状赤铁矿阶段磨矿阶段磁选提铁降硅试验

中东某鲕状赤铁矿石铁品位为47.44%,铁主要以磁性铁的形式存在,铁在磁性铁中分布率为60.26%。为给该矿石开发利用提供依据,采用阶段磨矿阶段磁选的方法进行了试验研究。结果表明：一段磨矿细度-0.074 mm含量80.8%,一段磁选磁场强度0.12 T,二段磨矿细度-0.074 mm含量93.3%,二段磁选磁场强度0.8 T,三段磨矿细度-0.074 mm含量95.2%,三段磁选磁场强度0.4 T,可以得到铁品位61.02%、回收率53.25%的精矿。有效实现了铁与杂质矿物的分离与富集。     

广西某难选铅锌矿铅锌分离试验

广西某铅锌矿属铅低锌高、微细粒嵌布的难分离铅锌矿,铅品位为0.88%、锌品位为9.19%。主要含锌矿物为闪锌矿,含铅矿物较复杂,主要为脆硫锑铅矿、硫锑铅矿和方铅矿,且嵌布粒度极微细。为了高效开发利用该矿石资源,对该矿石进行了铅、锌分离回收试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用1粗2扫3 精选铅,1粗2扫3 精选锌,铅、锌1次精选尾矿和1次扫选精矿合并返回再磨,其余中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了锌品位为48.05%、锌回收率为91.13%的锌精矿,以及铅品位为26.63%、锑品位为21.80%、铅回收率为87.46%、锑回收率为86.30%的铅锑精矿,铅锑精矿铅含量较低的原因与矿石中主要含铅矿物脆硫锑铅矿和硫锑铅矿理论含铅量较低、嵌布粒度极微细有关,不适合细磨深选。     

贵州某高砷锑矿石选矿试验

贵州某高砷锑矿石锑含量为0.61%、砷含量为1.02%,锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在。为给该矿石中锑、砷回收提供技术依据,对其进行了选矿试验。抑锑浮砷、锑砷混合浮选再分离、浮锑抑砷原则流程对比试验结果表明,浮锑抑砷工艺流程指标较好。在磨矿细度为-0.074 mm占92.78%条件下,采用浮锑抑砷工艺流程选锑,以水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、丁铵黑药+乙硫氮为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精优先选锑,获得了锑品位为57.49%、回收率为79.52%的锑精矿,砷含量为0.54%,选锑尾矿经1粗2精2扫浮选流程选砷,获得的砷精矿砷品位为10.17%、金品位为29.16 g/t、砷回收率为82.79%、金回收率为80.98%,砷精矿中锑品位为1.04%,实现了砷锑的高效分离回收。     

河北某铁矿石选矿工艺探索

对河北某铁品位29.62%的铁矿石,采用二阶段磨矿—阶段弱磁选流程,在一段磨矿细度为-0.074 mm占55%,二段磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,可以获得精矿铁品位68.63%、回收率72.81%的指标。     

内蒙古某含砷锌矿浮选试验研究

内蒙古某含砷锌矿石的锌品位为1.35%,有害元素砷含量较高,占比1.06%,其中锌主要以硫化物形式存在。为高效回收该含砷锌矿石,基于工艺矿物学研究,开展了磨矿细度、砷抑制剂、捕收剂、脉石矿物抑制剂的优选试验。结果表明,当磨矿细度为-0.074 mm占49%时,闪锌矿已基本单体解离,锌回收率达到91.46%;确定砷矿物抑制剂采用石灰+腐殖酸钠,捕收剂采用Z-200,脉石抑制剂为水玻璃,其用量为400 g/t。实验室闭路试验获得的锌精矿锌品位49.02%,锌回收率为97.78%,含砷0.71%,尾矿中锌品位降至0.04%,实现了矿石中有价元素锌的高效回收。     

云南某低品位铁矿石选矿工艺试验

该矿石的主要矿物为磁铁矿和磁赤铁矿,属易选矿石。原矿铁品位为12.33%,品位相对较低。本试验采用"一次粗选、一次扫选"的磁选流程,在磨矿细度为-0.074 mm占87%,磁场强度为104kA/m时,铁矿总回收率达到了64.02%,铁精矿品位达62.75%。随后进行了扩大验证试验,最终铁精矿品位达61.16%,回收率为65.14%。     

甘肃某金矿浮选药剂优化试验研究

某金矿石金品位为3.25g/t,银、铜等其他金属含量太低,不具备回收价值。矿石中单体金和裸露金含量很低,仅为4.24%;金主要以包裹体嵌布在金属硫化物和氧化矿物中,合计约92.09%;其余为硅酸盐包裹金,仅占3.67%。针对该矿石性质,结合现场浮选工艺流程和药剂制度,开展浮选药剂优化条件试验。获得粗选最佳工艺参数,磨矿细度-0.074mm占84.6%、硅酸钠用量为1600g/t、硫酸铜用量为200g/t、丁基黄药用量为100g/t、丁铵黑药用量为30g/t、二号油用量为100g/t。当磨矿细度-0.074mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗二精二扫,中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位47.85%,金回收率91.88%,尾矿品位为0.28g/t。精矿和尾矿X荧光半定量分析结果显示,铁、硫、砷、锑等元素含量差别明显,其在精矿中的含量远高于尾矿。说明本浮选工艺对黄铁矿、毒砂、辉锑矿分选效果很好。试验结果对该金矿浮选药剂优化奠定基础,对其选矿生产具有指导意义。     

某金矿磨矿分级回路中重选流程结构研究与实践

塔吉克斯坦某金矿的矿石类型为低硫含砷石英长石型金矿石,属于少金属硫化物-金-石英矿石,金矿物嵌布粒度粗细不均,且以微细粒嵌布为主,主要集中于5～20μm。根据确定的磨矿细度,设计了两段闭路磨矿流程,并在磨矿分级回路中配置了重选流程。对该矿磨矿分级回路中的重选流程结构进行了研究,确定了适合该矿的最佳结构形式,取得了良好的分选指标。在磨矿细度为-0.074mm占90%～95%的条件下,原矿中金品位为1.85g/t时,将重选流程放在二段球磨排矿回路,可获得金品位1 769.71g/t,金回收率为18.24%的尼尔森精矿。尼尔森精矿经摇床重选后,可获得金品位127 284.55g/t,金回收率为10.47%的摇床精矿。对一段旋流器溢流和二段旋流器溢流产品进行粒度筛析发现,重选流程主要回收矿石的中、细粒级金矿物,这与金矿物在矿石中的嵌布粒度一致。     

甘肃某锑矿床矿石组分特征及选矿试验研究

对甘肃某锑矿床矿石组分进行了分析研究,区内矿石主要为原生辉锑矿石,以半自形柱状、粒状结构为主的辉锑矿结晶粒度整体较粗,属易选矿石；少量细针状辉锑矿被石英包裹,颗粒细小,难于解离。通过选矿试验研究,确定采用单一浮选工艺流程：在磨矿细度-200目占50%的条件下,浮选采用一段粗选、三段精选、二段扫选,最终可获得产率3.01％、锑品位48.57％、回收率94.80％的锑精矿,试验结果达到预期指标。     

冀东低贫磁铁矿细碎预选试验研究

以冀东地区某地下磁铁矿为研究对象,通过检测得出该矿石全铁品位26.77%,磁性铁占81.36%,主要脉石矿物石英占49.86%,属典型的"鞍山式"低贫磁铁矿。针对该磁铁矿的矿石性质,采用高压辊磨进行细碎试验,粒度碎至-3mm,通过湿式预选抛尾,预选精矿品位达到39.55%,然后进行了磨矿-磁选探索试验,当磨矿细度-0.074mm占96%时,1200GS场强下进行弱磁粗选,粗精矿品位达到62.97%。     

东鞍山含菱铁矿赤铁矿石分级浮选试验研究

东鞍山烧结厂矿石铁品位为32.45%,具有贫铁、高硅的特点,主要铁矿物为赤铁矿,主要脉石矿物为石英,同时含有少量的菱铁矿和磁铁矿,是一种含菱铁矿赤铁矿石。对磨矿细度为-0.074 mm占70%的产品筛分分析表明,随着粒度的增加,各粒级铁品位逐渐增大,铁矿物单体解离度逐渐减小。在该磨矿细度下进行分级浮选闭路试验,-0.074 mm粒级以柠檬酸为分散剂、氧化钙为活化剂、淀粉为抑制剂、KS-Ⅲ为捕收剂,+0.074 mm粒级以淀粉为抑制剂、十二胺为捕收剂,可获得精矿铁品位63.30%和铁回收率71.32%的浮选指标。与全粒级浮选相比,分级浮选可减弱微细粒矿物的黏附罩盖,提高浮选指标。     

某低品位碳酸锰矿石浮选工艺研究

对某地低品位碳酸锰矿进行了主要化学成分和锰物相分析,并以油酸为主要捕收剂、SDBS为增效剂、水玻璃为石英等硅酸盐矿物的抑制剂、碳酸钠为矿浆pH调整剂对该矿石进行了浮选工艺技术条件研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,最终获得了锰品位为17.10%、锰回收率为87.65%的锰精矿。